我国煤层赋存条件复杂多样,厚层软弱顶板条件所占的比重较大,在山西、安徽、河南等主要矿区均有分布,煤层直接顶多为炭质泥岩、砂质泥岩、炭质页岩、粉砂岩等,岩石的抗压强度在5~40MPa,不稳定岩层的厚度在8m以上,有的甚至更大。每年厚层软弱顶板巷道的开挖和维护工程量庞大,巷道服务期间顶底板变形剧烈,两帮严重收缩,由于巷道顶板的大变形常常出现锚固层承载性能衰减甚至失效而导致锚固层整体切落坍塌现象,如何消除冒顶、确保煤巷顶板安全是进一步发展煤巷锚杆支护的关键,为此急需对厚层软弱顶板巷道的灾变机理和控制技术开展系统的理论和实践研究。本文以典型的厚层软弱顶板煤巷为工程背景,围绕厚层软弱顶板巷道灾变机理与控制技术两个关键问题,综合运用现场调研、室内测试、数值模拟、理论分析与现场应用等研究方法,分别对厚层软弱顶板巷道的变形破坏特征及典型巷道的地质力学特征、围岩裂隙演化规律及其能量特征、巷道灾变机理、巷道稳定性关键影响因素、围岩控制技术、巷道安全评价系统等问题开展了系统研究,并在现场典型巷道进行了工程实践。综合以上研究,本文取得的研究成果如下:(1)厚层软弱顶板巷道变形破坏特征通过对黄岩汇煤矿15107轨道巷、芦岭煤矿2927运输巷等典型巷道的现场调研和矿压监测的综合分析,归纳了厚层软弱顶板巷道的变形破坏特征主要体现在:(1)巷道顶板稳定性差,顶板下沉量一般在200mm以上,有的甚至达到1000mm以上,出现顶板整体下沉的现象。(2)锚杆与锚索随顶板同步下沉或冒顶高度大于锚索长度都表明以锚索为主导的支护结构在厚层软弱顶板巷道中面临挑战。(3)巷道帮部松动破坏范围大,稳定性差。帮部普遍出现网兜现象,甚至发生帮部垮冒和掏空等现象,导致帮锚杆锚固力迅速衰减。(4)巷道变形量相差悬殊,甚至同一巷道的不同区域变形量也相差较大,主要与顶板厚度、煤岩强度、巷道断面、地应力及支护强度等因素有关。(2)厚层软弱顶板巷道裂隙演化及灾变机理(1)采用离散单元法程序UDEC5.0研究了顶板软弱岩层厚度、顶板软弱岩层强度、埋深、水平应力及节理性质对巷道围岩裂隙演化的影响,研究发现随着顶板软弱岩层厚度的增加,巷道顶板裂隙扩展的范围不断增大,当顶板软弱岩层厚度大于大于一定值后,其顶板裂隙扩展范围并不是无限增大的,裂隙发育高度与巷道断面、岩性、应力等因素有关。当软弱岩层厚度增大到7m、9m和12m时,顶板裂隙发育高度均在5m左右,变化不明显。顶板岩层强度越低,裂隙发育密度越大,但裂隙发育高度变化较小,顶板裂隙发育状况对顶板岩层强度并不敏感,主要依赖于裂隙自身的力学参数。(2)围岩裂隙的起裂、扩展和贯通引起围岩损伤加剧,为了表征岩石的损伤特性,将巷道顶板煤岩体看作是损伤体da和粘缸ηb的并连体,锚杆看作是有硬化作用的弹塑性模型,锚索看作弹性介质模型,构建了顶板支护模型,得到了锚杆索支护条件下巷道顶板变形量公式:当顶板围岩的总变形量超过锚索预紧后的最大变形量时,锚索出现破断,锚索破断后巷道顶板变形量计算公式:(3)厚层软弱顶板巷道的灾变过程可归纳为:顶板岩层裂隙发育、强度低,锚杆锚固体整体承载能力较弱→锚固区内离层,离层渐进扩展→锚固区外离层,锚索受力增大→在采动应力或顶板水等因素的作用下,塑性区加速扩展,顶板下沉量快速增大,锚索延伸量不足,在支护不合理时容易出现大范围冒顶事故。(3)厚层软弱顶板巷道稳定性关键影响因素(1)借助正交试验方法和flac5.0数值软件对直接顶厚度、直接顶强度、顶板支护强度、帮部支护强度、巷道宽度及煤层强度等六大因素的敏感性进行分析,研究发现:对于顶板变形而言,直接顶强度、顶板支护强度及巷道宽度属于Ⅰ类因素,对巷道顶板变形影响高度显著;直接顶厚度属于Ⅱ类因素,对顶板变形的影响比较显著,而帮部支护强度和煤层强度属于Ⅳ类因素,对顶板变形影响不明显。各因素的敏感性排序为:直接顶强度→巷道宽度→顶板支护强度→直接顶厚度→帮部支护强度→煤层强度。对巷道帮部变形而言,帮部支护强度和煤层强度属于Ⅰ类因素,对帮部变形的影响高度显著,其他因素都属于Ⅳ因素。各因素的敏感性排序为:煤层强度→帮部支护强度→直接顶厚度→直接顶强度→顶板支护强度→巷道宽度。(2)在影响顶板变形的Ⅰ类因素中,顶板支护强度是一个可控性强的因素,将影响顶板支护强度的因素归纳为六大类,即:锚杆长度、锚杆间距、锚杆预紧力、锚索长度、锚索间距和锚索预紧力。利用flac5.0软件对6因素5水平共25个试验方案进行模拟计算分析,综合得出各因素的排序为:锚索间距>锚杆预紧力>锚索预紧力>锚杆长度=锚杆间距>锚索长度,并且锚索间距的极差远大于其他因素,锚索间距是影响其顶板稳定性的最重要的因素,而锚索长度则是影响最不显著的因素。对于厚层软弱顶板巷道而言,首先应根据地质条件确定合理的锚索间距和锚杆索预紧力,然后再确定锚杆长度、锚杆间距及锚索长度等其他参数。(4)厚层软弱顶板巷道控制技术(1)基于能量平衡原理,提出实现厚层软弱顶板巷道安全控制的三大技术途径:一是优化巷道布置,避免布置在应力集中区,从源头上减小围岩积聚的应变能。二是提高支护结构适应围岩变形的能力,避免支护受力过大而失效。三是在巷道围岩中设置弱结构,耗散一部分能量,从而减小作用在支护上的载荷。(2)提出实现厚层软弱顶板巷道的安全控制的出路仍然是发展和创新锚杆支护技术,基本思路是控制顶板的渐进破坏,其主要的技术原则首先是强化顶板承载结构,保证顶板安全,顶板锚杆可以将相互独立的层状顶板锚固成一个厚度较大的组合梁结构,有效限制锚固区内煤岩体变形。同时,密集的锚索可以在深部围岩中形成具有一定承载能力的加固拱,加固拱以内的煤岩体具有较高的承载能力,对加固拱以外的岩体能够起到有效的支撑作用。其次,在强化顶板承载结构的基础上,要进一步强化帮部承载结构,实现帮、顶协同控制。(3)针对厚层软弱顶板巷道中u型钢支架支护中存在的问题,提出了钻孔卸压与锁腿锚杆相结合的u型钢支架协同控制技术,并分析了锁腿锚杆长度、锁腿锚杆预紧力、卸压钻孔直径、卸压钻孔长度等因素对协同控制的影响,认为卸压钻孔参数对巷道变形的影响更为显著,影响最不显著的是锁腿锚杆长度。(5)厚层软弱顶板巷道安全评价系统(1)针对巷道变形破坏特征及支护状态的多样性与复杂性,采用顶板条件、构造条件、煤岩赋存条件、开采扰动、支护强度和巷道布置6个综合指标,引入突变级数法对厚层软弱顶板巷道支护难度进行科学合理的分级归类,将巷道的支护难度分为Ⅰ容易支护型、Ⅱ中等难度型、Ⅲ较难支护型和Ⅳ极难支护型四个级别,并且给出了相应的控制对策。(2)为了全面准确地评价巷道的安全状况,提出了离层类指标、变形类指标、支护结构受力指标和松动圈范围指标4大类10项指标,引入层次分析法对巷道安全性进行评判。基于多参量监测指标将巷道稳定性分为稳定、较稳定、不稳定和极不稳定4个级别,并根据巷道的安全等级给出针对性的加强支护措施,确保巷道的安全稳定。(6)典型厚层软弱顶板巷道工程实践分别选取黄岩汇煤矿15111轨道巷和芦岭煤矿2927运输巷为试验巷道,开展厚层软弱顶板巷道锚杆支护和U型钢支护的现场实践。(1)将15111轨道巷划分为顶板完整区和构造破碎区进行分区治理,顶板完整区巷道突变级数为0.843,属于Ⅲ级较难支护型,构造破碎区巷道突变级数达到0.918,属于Ⅳ级极难支护型,分别采取了相应的控制对策。矿压监测表明,顶板完整区巷道在掘进2~3个月后趋于稳定,顶板下沉量50~120mm,两帮变形量在350~370mm。构造破碎区巷道采取了大直径短锚索替代帮部锚杆以及帮角加强锚杆等强化控制措施,监测发现巷道掘进影响期为60~80天,顶板下沉量为70~150mm,煤柱帮变形量为260~480mm,实体煤帮变为240~405mm,巷道两帮变形量在600~800mm,底鼓量在500mm左右。巷道顶板控制效果较好,但两帮变形较大,特别是煤柱帮裂隙发育,基本呈碎裂状,监测发现掘进期间构造破碎区煤柱向采空区方向的漏风量在200m3以上,应加强巷道内风量的监测,必要时采取减小漏风的措施,可从风压调节和煤柱堵漏两方面着手。(2)芦岭煤矿2927运输巷突变级数达到0.969,属于Ⅳ级极难支护型巷道。采用卸压钻孔、锁腿锚杆与U型钢支架协同控制方案,矿压监测表明实施钻孔卸压与锁腿锚杆后巷道平均底鼓速度由2.0mm/d降低至0.98mm/d。两帮平均变形速度由2.64mm/d减小到1.86mm/d,而顶板平均下沉速度为0.36mm/d,基本没有变化,巷道断面基本能满足工作面回采要求。